CN113333151A - 一种金矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种金矿的选矿方法，所述选矿方法包括如下步骤：对含金矿物进行分级，得到粗粒矿和细粒矿，对粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到精矿A；将细粒矿进行浮选，得到精矿B，精矿A和精矿B混合得到金精矿；所述浮选中的捕收剂以质量份计由巯基苯并噻唑25‑35份，二丁基二硫代磷酸铵5‑10份，可溶性碱3‑5份，脂肪醇聚氧乙烯醚0.3‑1份和溶剂55‑60份组成。通过对矿物采用重浮联合工艺流程，使用重选方法回收粗粒金，使用浮选方法回收细粒、微细粒金，有效解决了粗粒金和细粒、微细粒金的选矿回收难题，高效地回收金矿物，获得较高的金回收率。

Description

一种金矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿领域，具体涉及一种金矿的选矿方法。
背景技术
目前，黄金由于具有独特的物理、化学性质，被广泛应用于电子、现代通讯、航空航天、新能源、新材料及首饰业等领域；同时，由于其天然的金融属性，黄金也是世界各国用于储备和投资的特殊通货。黄金的提取工艺有氰化法、重选法、浮选法等。
如CN108823406A公开了一种低品位金矿浸润提取黄金的方法，步骤如下：a、金矿石预处理：将获得的金矿去除金矿表面的黏土、泥沙等杂物后进行粉碎筛选，选取粒度小于70mm的加入熟石灰的比例混合，搅拌均匀获得混合物，将混合物进行筑堆形成矿石堆；b、浸润剂调制：将溶剂进行PH调节形成PH值为10-12的碱性溶液，加入***获得浸润剂；c、喷淋：将浸润剂对矿石堆不间断进行喷淋，得到贵液；d、获得载金炭：将贵液泵入填充有活性炭的吸附柱，贵液中的含金络合物被活性炭吸取，得到载金炭，和金含量较低的贫液，贫液回收处理后重复步骤b、c和d操作；e、获取单质金：对步骤d中产生的载金炭进行加工获取单质金。
CN102690957A公开一种从含铜氧化金矿中提金的工艺，属于湿法冶金技术，该工艺首先将含铜氧化金矿石破碎、磨矿分级，然后对矿石进行碱处理，之后加入一定比例的螯合剂和***，实现抑制铜的浸出和金的选择性浸出，最后浸出液用常规的活性炭吸附提取金。该方法工艺简单，设备简易、易于实施，金浸出率高，药剂耗量少，基建投资少，成本低，是一种易实现工业化生产并具有良好经济效益的提金方法。
虽然氰化法是目前应用最为广泛、工艺相对成熟的提金方法，具有回收率高、成本低、稳定性好等优点，但需要将物料细磨后使用剧毒的***浸出，存在生产管理安全隐患，尾矿残留的氰化物对环境污染严重；重选法是传统的黄金选冶技术，对粗颗粒金的回收效果较好，但细粒金容易损失在尾矿中，金回收率低；浮选法是一种效率高的矿物回收技术，依靠选矿药剂吸附金表面上浮实现金的回收，但由于粗粒金密度大，难以吸附在泡沫上浮达到回收目的，使得粗粒金容易损失在尾矿中。
即亟需研发一种效率高、对环境影响小、适应性强的金矿选矿方法。
发明内容
鉴于现有技术中存在的问题，本发明的目的在于提供一种金矿的选矿方法，克服了传统的单一重选工艺无法回收细粒、微细粒金导致金回收率低的缺点，也克服了单一浮选无法回收粗粒金导致金回收率低的缺点。工艺适应性非常强，受矿物性质影响较小，当矿物粗粒金含量高，可在粗粒重选环节加以回收；当矿物中细粒、微细粒金含量高，则可采用特定细粒浮选环节加以回收，从而保证了粗粒和细粒、微细粒金的回收，提高了金的回收率。
为达此目的，本发明采用以下技术方案：
本发明提供了一种金矿的选矿方法，所述选矿方法包括如下步骤：
(1)对含金矿物进行分级，得到粗粒矿和细粒矿，对所述粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到精矿A；
(2)将所述细粒矿进行浮选，得到精矿B，所述精矿A和精矿B混合，得到金精矿；
所述浮选包括粗选、精选和扫选；所述浮选中的捕收剂以质量份计由巯基苯并噻唑25-35份，二丁基二硫代磷酸铵5-10份，可溶性碱3-5份，脂肪醇聚氧乙烯醚0.3-1份和溶剂55-60份组成。
本发明提供的选矿方法，通过矿物采用磨矿-粗细分级-粗粒重选-细粒浮选-中矿再磨后返回粗细分级作业再循环的重浮联合工艺流程，使用重选方法回收粗粒金，使用浮选方法回收细粒、微细粒金，有效的回收金矿中的粗粒金和细粒、微细粒金，有效解决了粗粒金和细粒、微细粒金的选矿回收难题，高效地回收金矿物，获得较高的金回收率。
本发明中的含金矿物可以是经粉碎磨矿后的原矿亦或是其他符合工艺流程的含金矿物。
本发明中，浮选中的捕收剂中巯基苯并噻唑以重量份计为25-35份，例如可以是25份、26份、27份、28份、29份、30份、31份、32份、33份、34份、或35份等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
本发明中，浮选中的捕收剂中二丁基二硫代磷酸铵以重量份计为5-10份，例如可以是5份、6份、7份、8份、9份或10份等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
本发明中，浮选中的捕收剂中可溶性碱以重量份计为3-5份，例如可以是3份、4份或5份等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。可溶性碱可以是氢氧化钠或氢氧化钾等。
本发明中，浮选中的捕收剂中脂肪醇聚氧乙烯醚以重量份计为0.3-1份，例如可以是0.3份、0.4份、0.5份、0.6份、0.7份、0.8份、0.9份或1份等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
本发明中，浮选中的捕收剂中溶剂以重量份计为55-60份，例如可以是55份、56份、57份、58份、59份或60份等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
本发明中捕收剂的溶剂可以是将上述组分进行溶解的介质，如水或能起到相同作用但不影响捕收剂性能的其他溶剂。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述粗粒矿的粒度＞74μm，例如可以是80μm、90μm、100μm、110μm或120μm等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，所述细粒矿的粒度≤74μm，例如可以是74μm、72μm、70μm、68μm、66μm、64μm、62μm或60μm等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，所述脂肪醇聚氧乙烯醚的碳链为C7-C9，聚合度为6-8，例如可以是C7、C8或C9等，例如可以是6、7或8等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述摇床精选的原料为所述溜槽粗选的精矿。
优选地，步骤(1)所述溜槽粗选的中矿经再磨返回所述分级。
优选地，所述再磨的终点为物料中颗粒粒度≤74μm的占所述物料总质量的80-95％，例如可以是80％、81％、82％、83％、84％、85％、86％、87％、88％、89％、90％、91％、92％、93％、94％或95％等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述摇床精选中摇床的横向坡度≤10°，例如可以是10°、9°、8°、7°、6°、5°、4°、3°或1°等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述粗选至少进行1次，例如可以是1次、2次、3次、4次或5次等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，步骤(2)所述精选至少进行3次，例如可以是3次、4次、5次、6次或7次等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，步骤(2)所述扫选至少进行3次，例如可以是3次、4次、5次、6次或7次等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述浮选中所用药剂还包括起泡剂和活化剂。
优选地，所述活化剂包括硫酸铜。
优选地，所述起泡剂包括松醇油。
作为本发明优选的技术方案，所述粗选包括向矿浆加入浮选药剂进行浮选；
优选地，所述粗选中活化剂的添加量为200-400g/t，例如可以是200g/t、210g/t、220g/t、230g/t、240g/t、250g/t、260g/t、270g/t、280g/t、290g/t、300g/t、310g/t、320g/t、330g/t、340g/t、350g/t、360g/t、370g/t、380g/t、390g/t或400g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，所述粗选中起泡剂的添加量为20-50g/t，例如可以是20g/t、25g/t、30g/t、35g/t、40g/t、45g/t或50g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，所述粗选中捕收剂的添加量为100-400g/t，例如可以是100g/t、150g/t、200g/t、250g/t、300g/t、350g/t或400g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，所述粗选的精矿进行精选。
优选地，所述精选为空白精选。
作为本发明优选的技术方案，所述扫选为对所述粗选的尾矿进行浮选。
优选地，所述扫选中活化剂的添加量为100-200g/t，例如可以是100g/t、100g/t、110g/t、120g/t、130g/t、140g/t、150g/t、160g/t、170g/t、180g/t、190g/t或200g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，所述扫选中起泡剂的添加量为10-20g/t，例如可以是10g/t、11g/t、12g/t、13g/t、14g/t、15g/t、16g/t、17g/t、18g/t、19g/t或20g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，所述扫选中捕收剂的添加量为50-100g/t，例如可以是50g/t、60g/t、70g/t、80g/t、90g/t或100g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，所述选矿方法包括如下步骤：
(1)对含金矿物进行分级，得到粗粒矿和细粒矿，对所述粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到精矿A；所述粗粒矿的粒度＞74μm；所述细粒矿的粒度≤74μm；所述摇床精选的原料为所述溜槽粗选的精矿；所述溜槽粗选的中矿经再磨返回所述分级；所述再磨的终点为物料中颗粒粒度≤74μm的占所述物料总质量的80-95％；所述摇床精选中摇床的横向坡度≤10°；
(2)将所述细粒矿进行浮选，得到精矿B，所述精矿A和精矿B混合，得到金精矿；
所述浮选包括粗选、精选和扫选；所述浮选中的捕收剂以质量份计由巯基苯并噻唑25-35份，二丁基二硫代磷酸铵5-10份，可溶性碱3-5份，脂肪醇聚氧乙烯醚0.3-1份和溶剂55-60份组成；所述脂肪醇聚氧乙烯醚的碳链为C7-C9，聚合度为6-8；所述粗选至少进行1次；所述精选至少进行3次；所述扫选至少进行3次；所述浮选中所用药剂还包括起泡剂和活化剂；所述活化剂包括硫酸铜；所述起泡剂包括松醇油；所述粗选包括向矿浆加入浮选药剂进行浮选；所述粗选中活化剂的添加量为200-400g/t；所述粗选中起泡剂的添加量为20-50g/t；所述粗选中捕收剂的添加量为100-400g/t；所述粗选的精矿进行精选；所述精选为空白精选；所述扫选为对所述粗选的尾矿进行浮选；所述扫选中活化剂的添加量为100-200g/t；所述扫选中起泡剂的添加量为10-20g/t；所述扫选中捕收剂的添加量为50-100g/t。
本发明中，由于采用重浮联合工艺，可适当放粗磨矿细度，有利于尾矿的沉降、堆坝或井下充填，而进入浮选的矿量减少，浮选药剂用量和成本都降低，而且所使用得药剂不含氰化物，对环境影响小。
本发明中，制备方法采用如下过程：
(1)按配方将巯基苯并噻唑加入碱液中进行第一处理，得到溶液A；所述第一处理包括依次进行的第一搅拌和第一保温；所述第一搅拌的时间为2-2.5h；所述第一保温的时间温度为20-30℃；所述第一保温的保温时间为1-2h；
(2)向溶液A中加入脂肪醇聚氧乙烯醚进行第二处理，得到溶液B；所述第二处理的温度为20-30℃；所述第二处理的时间为0.5-1h；
(3)向溶液B中加入二丁基二硫代磷酸铵进行混合，得到所述捕收剂；所述混合的时间为1-2h。
与现有技术方案相比，本发明至少具有以下有益效果：
(1)本发明的金矿的选矿方法，通过矿物采用磨矿-粗细分级-粗粒重选-细粒浮选-中矿再磨后返回粗细分级作业再循环的重浮联合工艺流程，使用重选方法回收粗粒金，使用浮选中采用特定的捕收剂回收细粒、微细粒金，有效的回收金矿中的粗粒金和细粒、微细粒金，有效解决了粗粒金和细粒、微细粒金的选矿回收难题，高效地回收金矿物，获得较高的金回收率。
(2)本发明采用的重浮联合工艺流程适应性强，受矿物性质影响较小，当矿物粗粒金含量高，可在粗粒重选环节加以回收；当矿物细粒、微细粒金含量高，则可在细粒浮选环节加以回收，从而保证了粗粒和细粒、微细粒金的高效回收，提高了金的回收率。
(3)本发明采用的重浮联合工艺流程，可适当放粗磨矿细度，有利于尾矿的沉降、堆坝或井下充填，而进入浮选的矿量减少，浮选药剂用量和成本都降低，而且所使用得药剂不含氰化物，对环境影响小。
具体实施方式
为更好地说明本发明，便于理解本发明的技术方案，本发明的典型但非限制性的实施例如下：
实施例1
新疆某金矿中金品位为2.52g/t，金矿物主要为银金矿，少量为自然金，另有极少量金银矿；银金矿是矿石中最为主要的金矿物，大部分以次显微金形式分布于黄铁矿和毒砂中，少量显微金以银金矿形式存在；自然金主要呈微粒状或次显微粒状嵌布于黄铁矿颗粒边缘、裂隙或孔洞中，其次包裹于黄铁矿中。
所述金矿的选矿方法为对矿物采用磨矿-粗细分级-粗粒重选-细粒浮选-中矿再磨后返回粗细分级作业的重浮联合工艺流程，包括如下选矿步骤为：
(a)矿物经球磨机磨细至-0.074mm含量在55％后进入高频振动筛，得到+0.074mm粗粒级物料和-0.074mm细粒级物料；
(b)将步骤(a)得到的+0.074mm粗粒级物料采用螺旋溜槽粗选和摇床精选后得到粗粒金精矿1，螺旋溜槽中矿和摇床尾矿合并进入球磨机再磨至-0.074mm含量在85％后返回高频振动筛与矿物磨矿后的物料合并分级，螺旋溜槽尾矿1排到尾矿库；
(c)将步骤(a)得到的-0.074mm细粒级物料采用浮选机浮选，产出细粒金精矿2和尾矿2，其中细粒金精矿2和步骤(b)得到的粗粒金精矿1合并作为金精矿，细粒级浮选尾矿2和步骤(b)得到的粗粒螺旋溜槽尾矿1合并为尾矿排到尾矿库。
所述步骤(c)-0.074mm细粒级物料采用浮选机浮选,具体为：
一次粗选包括：向矿浆中添加活化剂、捕收剂和起泡剂对金矿物进行浮选，获得一次粗选精矿和一次粗选尾矿；一次粗选尾矿作为一次扫选的给矿，一次粗选精矿作为精选的给矿；其中，所述活化剂为硫酸铜，所述捕收剂以质量份计由巯基苯并噻唑32份，二丁基二硫代磷酸铵10份，可溶性碱(氢氧化钠)4份，脂肪醇聚氧乙烯醚0.4份和溶剂水57份组成；所述脂肪醇聚氧乙烯醚的碳链为C7，聚合度为6；所述起泡剂为松醇油；按照给矿量计，所述活化剂的添加量为300g/t，所述捕收剂的添加量为250g/t，所述起泡剂的添加量为30g/t；所述一次扫选包括：在一次粗选尾矿中添加活化剂、捕收剂和起泡剂对金矿物进行浮选，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；其中一次扫选尾矿作为二次扫选的给矿，一次扫选精矿作为中矿返回一次粗选作业；其中，按照给矿量计，所述活化剂的添加量为100g/t；所述捕收剂的添加量为70g/t；所述起泡剂的添加量为15g/t；所述二次扫选包括：在一次扫选尾矿中添加活化剂、捕收剂和起泡剂对金矿物进行浮选，获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿；其中二次扫选的尾矿作为三次扫选给矿，二次扫选精矿作为中矿返回一次扫选作业；其中，优选地，按照给矿量计，所述捕收剂的添加量为30g/t，所述起泡剂的添加量为6g/t；所述精选包括：一次粗选精矿作为一次精选的给矿进行空白精选，获得一次精选精矿和一次精选尾矿；一次精选尾矿返回一次粗选作业，一次精选精矿作为二次精选的给矿进行空白精选，获得二次精选精矿和二次精选尾矿；二次精选尾矿返回一次精选作业，二次精选精矿作为三次精选的给矿进行空白精选，获得三次精选精矿和三次精选尾矿；三次精选精矿作为金精矿2，三次精选尾矿返回二次精选作业。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：矿物中金品位为2.52g/t，采用上述方法选金后，金精矿中金品位为45.22g/t，金回收率92.65％。
实施例2
海南某金矿中金品位为3.80g/t，金矿物主要为自然金，少量为银金矿和碲金银矿，另有极少量金银矿；自然金是矿石中最为主要的金矿物，多呈大小不等的粒状、片状产出，少量呈浑圆粒状，部分自然金以单体形式存在；另有一部分自然金以包裹体的形式存在，这部分包体金主要被包裹在黄铁矿中，少量分布在黄铁矿裂隙中。
所述金矿的选矿方法为对矿物采用磨矿-粗细分级-粗粒重选-细粒浮选-中矿再磨后返回粗细分级作业的重浮联合工艺流程，包括如下选矿步骤为：
(a)矿物经球磨机磨细至-0.074mm含量在45％后进入高频振动筛，得到+0.074mm粗粒级物料和-0.074mm细粒级物料；
(b)将步骤(a)得到的+0.074mm粗粒级物料采用螺旋溜槽粗选和摇床精选后得到粗粒金精矿1，螺旋溜槽中矿和摇床尾矿合并进入球磨机再磨至-0.074mm含量在80％后返回高频振动筛与矿物磨矿后的物料合并分级，螺旋溜槽尾矿1排到尾矿库；
(c)将步骤(a)得到的-0.074mm细粒级物料采用浮选机浮选，产出细粒金精矿2和尾矿2，其中细粒金精矿2和步骤(b)得到的粗粒金精矿1合并作为金精矿，细粒级浮选尾矿2和步骤(b)得到的粗粒螺旋溜槽尾矿1合并为尾矿排到尾矿库。
所述步骤(c)-0.074mm细粒级物料采用浮选机浮选,具体为：
一次粗选包括：向矿浆中添加活化剂、捕收剂和起泡剂对金矿物进行浮选，获得一次粗选精矿和一次粗选尾矿；一次粗选尾矿作为一次扫选的给矿，一次粗选精矿作为精选的给矿；其中，所述活化剂为硫酸铜，所述捕收剂以质量份计由巯基苯并噻唑25份，二丁基二硫代磷酸铵10份，可溶性碱(氢氧化钠)3份，脂肪醇聚氧乙烯醚1份和溶剂水60份组成；所述脂肪醇聚氧乙烯醚的碳链为C9，聚合度为8；所述起泡剂为松醇油；按照给矿量计，所述活化剂的添加量为350g/t，所述捕收剂的添加量为350g/t，所述起泡剂的添加量为45g/t；所述一次扫选包括：在一次粗选尾矿中添加活化剂、捕收剂和起泡剂对金矿物进行浮选，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；其中一次扫选尾矿作为二次扫选的给矿，一次扫选精矿作为中矿返回一次粗选作业；其中，按照给矿量计，所述活化剂的添加量为100g/t；所述捕收剂的添加量为80g/t；所述起泡剂的添加量为20g/t；所述二次扫选包括：在一次扫选尾矿中添加活化剂、捕收剂和起泡剂对金矿物进行浮选，获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿；其中二次扫选的尾矿作为三次扫选给矿，二次扫选精矿作为中矿返回一次扫选作业；其中，按照给矿量计，所述捕收剂的添加量为40g/t，所述起泡剂的添加量为8g/t；所述精选包括：一次粗选精矿作为一次精选的给矿进行空白精选，获得一次精选精矿和一次精选尾矿；一次精选尾矿返回一次粗选作业，一次精选精矿作为二次精选的给矿进行空白精选，获得二次精选精矿和二次精选尾矿；二次精选尾矿返回一次精选作业，二次精选精矿作为三次精选的给矿进行空白精选，获得三次精选精矿和三次精选尾矿；三次精选精矿作为金精矿2，三次精选尾矿返回二次精选作业。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：矿物中金品位为3.80g/t，采用上述方法选金后，金精矿中金品位为49.73g/t，金回收率93.49％。
对比例1
与实施例1的区别仅在于不进行分级，直接对矿物进行浮选。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：采用上述方法选金后，金精矿中金品位为40.17g/t，金回收率88.32％。
对比例2
与实施例1的区别仅在于将捕收剂替换为等量的丁基黄药。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：采用上述方法选金后，金精矿中金品位为40.41g/t，金回收率89.67％。
对比例3
与实施例1的区别仅在于将捕收剂替换为等量的丁基黑药。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：采用上述方法选金后，金精矿中金品位为36.81g/t，金回收率90.03％。
对比例4
本对比例与实施例1的不同之处在于，制备原料中，不添加脂肪醇聚氧乙烯醚，其他均与实施例1相同。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：采用上述方法选金后，金精矿中金品位为41.83g/t，金回收率89.61％。
对比例5
与实施例1的区别仅在于将二丁基二硫代磷酸铵替换为等量的戊基黄药，其他与实施例1相同。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：采用上述方法选金后，金精矿中金品位为40.55g/t，金回收率89.43％。
对比例6
与实施例1的区别仅在于将二丁基二硫代磷酸铵替换为等量的丁基黄药，其他与实施例1相同。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：采用上述方法选金后，金精矿中金品位为41.52g/t，金回收率88.23％。
对比例7
与实施例1的区别仅在于将二丁基二硫代磷酸铵替换为等量的二异丙基二硫代磷酸铵，其他与实施例1相同。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：采用上述方法选金后，金精矿中金品位为39.56g/t，金回收率89.18％。
对比例8
与实施例1的区别仅在于将脂肪醇聚氧乙烯醚替换为等量的顺丁烯二酸二仲辛酯磺酸钠，其他与实施例1相同。
经过检测，实验室获得的闭路试验指标为：采用上述方法选金后，金精矿中金品位为40.11g/t，金回收率89.68％。
通过上述实施例和对比例的结果可知，对矿物采用磨矿-粗细分级-粗粒重选-细粒浮选-中矿再磨后返回粗细分级作业再循环的重浮联合工艺流程，使用重选方法回收粗粒金，使用浮选方法(采用特定的药剂和药剂制度)回收细粒、微细粒金，有效的回收金矿中的粗粒金和细粒、微细粒金，有效解决了粗粒金和细粒、微细粒金的选矿回收难题，高效地回收金矿物，获得较高的金回收率。
申请人声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细结构特征，但本发明并不局限于上述详细结构特征，即不意味着本发明必须依赖上述详细结构特征才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明所选用部件的等效替换以及辅助部件的增加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。
以上详细描述了本发明的优选实施方式，但是，本发明并不限于上述实施方式中的具体细节，在本发明的技术构思范围内，可以对本发明的技术方案进行多种简单变型，这些简单变型均属于本发明的保护范围。
另外需要说明的是，在上述具体实施方式中所描述的各个具体技术特征，在不矛盾的情况下，可以通过任何合适的方式进行组合，为了避免不必要的重复，本发明对各种可能的组合方式不再另行说明。
此外，本发明的各种不同的实施方式之间也可以进行任意组合，只要其不违背本发明的思想，其同样应当视为本发明所公开的内容。

Claims (10)

1.一种金矿的选矿方法，其特征在于，所述选矿方法包括如下步骤：
(1)对含金矿物进行分级，得到粗粒矿和细粒矿，对所述粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到精矿A；
(2)将所述细粒矿进行浮选，得到精矿B，所述精矿A和精矿B混合，得到金精矿；
所述浮选包括粗选、精选和扫选；所述浮选中的捕收剂以质量份计由巯基苯并噻唑25-35份，二丁基二硫代磷酸铵5-10份，可溶性碱3-5份，脂肪醇聚氧乙烯醚0.3-1份和溶剂55-60份组成。
2.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤(1)所述粗粒矿的粒度＞74μm；
优选地，所述细粒矿的粒度≤74μm；
优选地，所述脂肪醇聚氧乙烯醚的碳链为C7-C9，聚合度为6-8。
3.如权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，步骤(1)所述摇床精选的原料为所述溜槽粗选的精矿；
优选地，步骤(1)所述溜槽粗选的中矿经再磨返回所述分级；
优选地，所述再磨的终点为物料中颗粒粒度≤74μm的占所述物料总质量的80-95％。
4.如权利要求1-3任一项所述的选矿方法，其特征在于，步骤(1)所述摇床精选中摇床的横向坡度≤10°。
5.如权利要求1-4任一项所述的选矿方法，其特征在于，步骤(2)所述粗选至少进行1次；
优选地，步骤(2)所述精选至少进行3次；
优选地，步骤(2)所述扫选至少进行3次。
6.如权利要求1-5任一项所述的选矿方法，其特征在于，步骤(2)所述浮选中所用药剂还包括起泡剂和活化剂；
优选地，所述活化剂包括硫酸铜；
优选地，所述起泡剂包括松醇油。
7.如权利要求1-6任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述粗选包括向矿浆加入浮选药剂进行浮选；
优选地，所述粗选中活化剂的添加量为200-400g/t；
优选地，所述粗选中起泡剂的添加量为20-50g/t；
优选地，所述粗选中捕收剂的添加量为100-400g/t。
8.如权利要求1-7任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述粗选的精矿进行精选；
优选地，所述精选为空白精选。
9.如权利要求1-8任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述扫选为对所述粗选的尾矿进行浮选；
优选地，所述扫选中活化剂的添加量为100-200g/t；
优选地，所述扫选中起泡剂的添加量为10-20g/t；
优选地，所述扫选中捕收剂的添加量为50-100g/t。
10.如权利要求1-9任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述选矿方法包括如下步骤：
(1)对含金矿物进行分级，得到粗粒矿和细粒矿，对所述粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到精矿A；所述粗粒矿的粒度＞74μm；所述细粒矿的粒度≤74μm；所述摇床精选的原料为所述溜槽粗选的精矿；所述溜槽粗选的中矿经再磨返回所述分级；所述再磨的终点为物料中颗粒粒度≤74μm的占所述物料总质量的80-95％；所述摇床精选中摇床的横向坡度≤10°；
(2)将所述细粒矿进行浮选，得到精矿B，所述精矿A和精矿B混合，得到金精矿；
所述浮选包括粗选、精选和扫选；所述浮选中的捕收剂以质量份计由巯基苯并噻唑25-35份，二丁基二硫代磷酸铵5-10份，可溶性碱3-5份，脂肪醇聚氧乙烯醚0.3-1份和溶剂55-60份组成；所述脂肪醇聚氧乙烯醚的碳链为C7-C9，聚合度为6-8；所述粗选至少进行1次；所述精选至少进行3次；所述扫选至少进行3次；所述浮选中所用药剂还包括起泡剂和活化剂；所述活化剂包括硫酸铜；所述起泡剂包括松醇油；所述粗选包括向矿浆加入浮选药剂进行浮选；所述粗选中活化剂的添加量为200-400g/t；所述粗选中起泡剂的添加量为20-50g/t；所述粗选中捕收剂的添加量为100-400g/t；所述粗选的精矿进行精选；所述精选为空白精选；所述扫选为对所述粗选的尾矿进行浮选；所述扫选中活化剂的添加量为100-200g/t；所述扫选中起泡剂的添加量为10-20g/t；所述扫选中捕收剂的添加量为50-100g/t。
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Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114471955A (zh) * 2022-01-05 2022-05-13 肃北县金鹰黄金有限责任公司 基于浮选工艺的高效回收尾矿中金的方法
CN114682388A (zh) * 2022-03-29 2022-07-01 中国地质科学院矿产综合利用研究所 一种含砷浸染型金矿的浮选药剂、制备方法和使用方法

Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4929344A (en) * 1989-05-01 1990-05-29 American Cyanamid Metals recovery by flotation
CN102489386A (zh) * 2011-12-13 2012-06-13 广州有色金属研究院 一种微细粒锡石的选矿方法
CN103816990A (zh) * 2014-02-19 2014-05-28 哈巴河金坝矿业有限公司 一种金浮选尾矿综合回收方法及其装置
CN105797841A (zh) * 2014-12-29 2016-07-27 北京有色金属研究总院 一种提高难处理金矿金的回收率的选矿工艺
CN108940564A (zh) * 2018-06-15 2018-12-07 酒泉钢铁(集团)有限责任公司 一种细粒级低品位重晶石分级选别工艺
CN109954590A (zh) * 2019-04-23 2019-07-02 中南大学 一种从低品位金矿中浮选回收金的方法
CN110639690A (zh) * 2019-10-14 2020-01-03 广东省资源综合利用研究所 一种高泥微细粒稀土矿物的选矿方法
CN111229452A (zh) * 2020-01-20 2020-06-05 甘肃省天水李子金矿有限公司 一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法
CN112570138A (zh) * 2020-12-14 2021-03-30 陕西冶金设计研究院有限公司 一种尾矿中热液型重晶石的回收方法

Patent Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4929344A (en) * 1989-05-01 1990-05-29 American Cyanamid Metals recovery by flotation
CN102489386A (zh) * 2011-12-13 2012-06-13 广州有色金属研究院 一种微细粒锡石的选矿方法
CN103816990A (zh) * 2014-02-19 2014-05-28 哈巴河金坝矿业有限公司 一种金浮选尾矿综合回收方法及其装置
CN105797841A (zh) * 2014-12-29 2016-07-27 北京有色金属研究总院 一种提高难处理金矿金的回收率的选矿工艺
CN108940564A (zh) * 2018-06-15 2018-12-07 酒泉钢铁(集团)有限责任公司 一种细粒级低品位重晶石分级选别工艺
CN109954590A (zh) * 2019-04-23 2019-07-02 中南大学 一种从低品位金矿中浮选回收金的方法
CN110639690A (zh) * 2019-10-14 2020-01-03 广东省资源综合利用研究所 一种高泥微细粒稀土矿物的选矿方法
CN111229452A (zh) * 2020-01-20 2020-06-05 甘肃省天水李子金矿有限公司 一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法
CN112570138A (zh) * 2020-12-14 2021-03-30 陕西冶金设计研究院有限公司 一种尾矿中热液型重晶石的回收方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
张锦瑞等: "《提金技术》", 31 August 2013 *
王淀佐: "《浮选剂作用原理及应用》", 30 September 1982 *

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114471955A (zh) * 2022-01-05 2022-05-13 肃北县金鹰黄金有限责任公司 基于浮选工艺的高效回收尾矿中金的方法
CN114471955B (zh) * 2022-01-05 2024-04-30 肃北县金鹰黄金有限责任公司 基于浮选工艺的高效回收尾矿中金的方法
CN114682388A (zh) * 2022-03-29 2022-07-01 中国地质科学院矿产综合利用研究所 一种含砷浸染型金矿的浮选药剂、制备方法和使用方法
CN114682388B (zh) * 2022-03-29 2023-09-29 中国地质科学院矿产综合利用研究所 一种含砷浸染型金矿的浮选药剂、制备方法和使用方法

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